缓倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法下盘残留矿石合理回采工艺研究

2014-04-03 09:33孙文勇陈星明张志贵
金属矿山 2014年2期
关键词:矿量底柱废石

孙文勇 陈星明 王 伟 张志贵

(西南科技大学环境与资源学院,四川绵阳621010)

长期以来,无底柱分段崩落法因其开采具有机械化程度高、开采强度大、作业效率高、采矿成本相对较低和生产安全等优点,已在国内外地下矿山中取得了广泛的应用。目前我国采用无底柱分段崩落法采出的矿量,地下铁矿山占采出矿石总量80%以上,有色金属矿山约占35%[1-2]。一般来说,无底柱分段崩落法是一种广泛用于急倾斜厚大矿体条件的地下开采方法。但近年来,随着我国经济的快速发展,社会对矿产资源的需求越来越大,这种高效、安全的采矿方法也被逐步运用到缓倾斜中厚矿体中。

然而,当其应用于缓倾斜中厚矿体中时,由于下盘残留矿石回收的特殊性以及传统下盘切岩回采工艺的影响,往往使得矿山存在下盘残留矿石损失贫化高、下盘残留矿石退采不充分、下盘残留损失大等突出问题。而对于缓倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法而言,其下盘残留矿量比例大、矿石回收条件差,如何保证下盘残留矿石的充分有效回收是保证矿山整体回收效果的关键。因此,有必要对缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法下盘残留矿石合理回采工艺及降低其矿石损失贫化的技术措施加以详细研究,以改善缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法矿山矿石的整体回收效果。

1 下盘残留矿石量计算及比例分析

1.1 下盘残留矿石量计算

若定义下盘残留矿石为需要通过下盘切岩开采才能回收的下盘矿量,那么缓倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法下盘残留矿石主要由上分段的转移矿量(脊部残留+桃形矿柱)及本分段未崩落的三角矿柱构成(如图1所示)。其大小可根据几何体体积计算公式计算得到。虽然步距放矿后形成的正面残留甚至崩落矿岩交界处具有回收价值的矿岩混杂层也可看作是转移矿量的一部分,但由于其数量较少且计算难度较大,这里就忽略不作计算。则由几何体体积公式,可得进路范围内下盘残留矿石量计算如下。

图1 缓倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法下盘残留矿石及切岩位置示意Fig.1 The footwall residual ores and cutting position in gently inclined medium thickness orebody pillarless sublevel caving

1.1.1 下盘三角矿柱矿量Q1

根据图1所示几何关系可知,矿石密度记为ρ,下盘三角矿柱矿量主要与进路间距B、分段高度H及矿体倾角α有关,则有

1.1.2 下盘三角矿柱对应范围内转移矿量Q2

下盘三角矿柱对应范围内转移矿量主要指图1中L2范围内所包含的脊部残留及桃形矿柱矿量,其大小为

式中,Qz为进路范围负担的转移矿量,可采用图2所示几何关系估算。由图2可知,桃形矿柱的矿量包括矩形部分(Ⅰ)和三角部分(Ⅱ),其体积大小主要与进路间距B、进路尺寸b×h、边孔角β以及矿体水平厚度L等因素有关。而脊部残留的大小除与桃形矿柱的尺寸有关外,还与截止放矿贫化程度有关。根据实验观察,截止放矿时脊部残留矿石的表面形态为坡面角约70°的抛物面。因此,为简化计算,可将抛物面简化为70°等腰三角形来估算脊部残留矿石的体积(折算后的实体体积)。则可得单条进路负担的转移矿量计算如下。

图2 进路负担转移矿量估算Fig.2 Diagram ofmetastasis ores evaluation of them ining entrance

桃形矿柱矿量Qt:

脊部残留矿量Qj:

式中,K为矿石松散系数,K=1.25~1.30。

进路负担的转移矿量:

1.1.3 下盘三角矿柱范围外转移矿量Q3

下盘三角矿柱范围外转移矿量主要指图1中L1范围内所包含的脊部残留及桃形矿柱矿量。在矿石回采过程中,当下分段退采至上分段回采进路底板与矿体交界处(即图1中q3位置)时,仍未退采完全的矿量即为Q3。该转移矿量主要由2个三角矿柱(Ⅰ、Ⅱ)和1个三角锥体(Ⅲ)以及上部的脊部残留体(Ⅳ)等4个部分组成(见图3)。则由图3所示几何关系可得下盘三角矿柱范围外转移矿量计算如下。

图3 下盘三角矿柱范围外转移矿量Fig.3 Diagram ofmetastasis ores outside of the footwall triangular ore pillar

三角矿柱及三角矿椎矿量Qs:

脊部残留矿量Q'j:

下盘三角矿柱范围外转移矿量:

1.1.4 下盘残留矿量Qxc

1.2 下盘残留矿量比例分析

为分析方便,这里引入下盘残留矿量比例Px的概念。所谓下盘残留矿量比例是指下盘范围内残留矿量占分段可采矿量(分段矿量+分段转移矿量)的百分比。该比例可以根据单条进路范围内下盘残留矿量占进路可采矿量的比例计算得出:

式中,Qf为进路负担矿量,其体积大小主要与进路间距(B)、进路尺寸(b×h)、以及矿体水平厚度(L)等因素有关。其计算可采用

则根据式(10),可对不同矿体赋存条件及采矿方法主要结构参数条件下下盘残留矿量比例作如下分析。

(1)若取H=B=10 m,b=h=3 m,α=30°,β= 45°,则下盘残留矿量比例随矿体水平厚度L的变化情况见表1。

表1 不同矿体水平厚度下盘残留矿量比例Table1 The proportion of footwall residual ores in different thickness of ore-body

(2)若取H=B=10 m,b=h=3 m,L=30 m,β= 45°,则下盘残留矿量比例随矿体倾角α的变化情况见表2。

表2 不同矿体倾角下盘残留矿量比例Table2 The proportion of footwall residual ores in different dip of ore-body

(3)若取B=10m,b=h=3m,L=30m,α=30°,β=45°,则下盘残留矿量比例随分段高度H的变化情况见表3。

表3 不同分段高度下盘残留矿量比例Table3 The proportion of footwall residual ores in different sub level height

(4)若取H=10m,b=h=3m,L=30m,α=30°,β=45°,则下盘残留矿量比例随进路间距B的变化情况见表4。

表4 不同进路间距下盘残留矿量比例Table.4 The proportion of footwall residual ores in different drift interval

由表1~表4计算结果可以看出,矿体赋存条件以及采矿方法主要结构参数对下盘残留矿量比例具有显著的影响。矿体的厚度越小、倾角越缓,下盘残留矿量占分段可采矿量的比例越大。在矿体赋存条件一定情况下,增大结构参数,将使下盘残留矿量比例显著增大。且对于矿体厚度不大、倾角较缓的缓倾斜中厚矿体而言,其下盘残留矿量比例一般都在30%以上,并随着结构参数的增大,这个比例还将显著增加至60%以上。因此,保证下盘残留矿石的充分回收是保证矿山矿石整体回收效果的关键,矿山必须予以足够重视。

2 下盘残留矿石回收的特殊性对矿石回收效果的影响分析

对于缓倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法而言,其下盘残留矿石回收具有不同于急倾斜矿体的特殊性,其主要表现在于:下盘残留矿石位于下盘围岩之上,在回采下盘残留矿石的过程中,将不可避免地开采部分下盘围岩,使下盘三角矿柱范围内出现不同程度的矿岩混采,同时下盘残留矿石回采过程中将受到下盘崩落废石的阻隔以及崩落矿石层将处于复杂的矿岩混杂状态(崩落矿石有可能与其上部、下部、前端部及左右等最多5个方向的崩落废石有直接接触),并随着崩矿位置逐渐向前推进,崩落矿石层的高度与崩落废石的接触状态也将经常发生变化,使得其矿石回收变得复杂和困难。

而一般来讲,处于矿岩混采状态的下盘残留矿量占分段矿量的比例越大,造成额外矿石损失贫化的风险就越大,通常情况下矿石的回收效果也就越差。而缓倾斜中厚矿体下盘残留矿量比例一般都在30%以上,并随着结构参数的增大,这个比例还将显著增加至60%以上。这样必不可避免地加大了下盘残留矿石损失贫化风险,其矿石回收效果难以保证。因此,矿山必须找出降低其下盘残留矿石损失贫化的技术措施,才能改善下盘残留矿石的回收效果。

3 传统切岩回采下盘残留矿石工艺存在的问题

目前,缓倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法矿山为了回收下盘残留矿石常采用下盘切岩开采的方式,即通过崩落部分下盘围岩达到回收部分下盘残留矿石的目的(如图1中q1、q2、q3位置)。确定下盘最优崩矿位置(或切岩高度)的方法主要有边界品位法和边际盈亏平衡法。然而无论哪种方法计算出的最优矿体下盘崩矿位置一般均在下盘三角矿体1/3~2/3范围(图1中q1~q2范围)内[3-7](少数边际盈亏平衡法有可能得出达到或超过下盘三角矿体范围崩矿位置的情况),这样必然造成矿体下盘仍有部分三角矿柱及转移矿量不能得到充分回收而成为永久损失,且这部分损失将随着开采分段数的增加不断加大,最终形成大的矿量损失。其实,即便是退采到上分段回采巷道与矿体的交界处(图1的q3位置),实现矿体下盘“全覆盖”,仍有相当一部分矿量(图中L1范围内矿石量)还会因为下分段没有回收工程的覆盖而难以有效回收。根据计算,这部分难以回收的下盘残留矿石量约占分段矿量的10%,经济价值相当可观。

虽然也有少数边际盈亏平衡法确定出大于分段高度的切岩范围,但需要强调的是,下盘退采并非可以无限制地向后进行。放矿实验结果表明,如果下盘崩落废石层高度过高,放矿时崩落矿石的下部、两侧及端部废石持续大量的涌出,有可能出现放出的贫化矿石始终低于截止品位的情况,此时上部的崩落矿石及其脊部残留根本就无法得到有效回收。因此,采用常规的下盘切岩开采,不能完全解决缓倾斜中厚矿体下盘残留矿石回收问题,必须通过其他途径才能实现有效回收。

4 下盘残留矿石合理回采工艺及降低损失贫化技术措施

针对缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法下盘残留矿石回收的特殊性及不充分问题,根据实验及理论研究结果,提出了以下一些新的生产工艺及降低矿石损失贫化技术措施。

4.1 下盘切岩开采+上分段下盘进路间柱辅助回采进路回采下盘残留矿石

如前所述,缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法矿山常采用下盘切岩开采方式回采下盘残留矿石,然而无论哪种理论下盘最优切岩高度均将造成矿体下盘大的矿量损失,而且即使是实现矿体下盘“全覆盖”,仍造成约有10%的分段矿量无法通过下盘切岩开采的方式进行有效回收。我们不妨称这部分下盘切岩开采结束后仍存留于下盘内未回收的矿量为下盘残留损失。为充分回收这部分矿量,矿山生产过程中可参照厚大急倾斜矿体无底柱分段崩落法最末分段进路间柱的回收方法[8],在上分段下盘进路间柱中掘进辅助回采进路,用浅孔落矿方式直接从上分段进行回采矿体下盘由于没有回收工程而造成的下盘残留损失,从而形成下盘切岩开采+上分段下盘进路间柱辅助回采进路回采下盘残留矿石新工艺,以保证缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法矿体下盘残留矿石充分回收。利用上分段下盘进路间柱辅助回采进路回采下盘残留损失方案示意见图4。

图4 上分段下盘进路间柱辅助回采进路回收下盘残留损失方案Fig.4 Scheme for footwall residual ores recovery by upper level footwall route stope w ith assistant spacing pillar m ining

4.2 增大矿体下盘崩矿步距

研究表明,步距放矿时首先出现在出矿口的废石点的位置,取决于崩落矿石堆体的高度与厚度的比值[9]。比值越大,首先出现在出矿口的废石点的位置就越靠下,靠壁残留体越大;反之,比值越小,首先出现在出矿口的废石点的位置就越靠上甚至出现顶部废石先达到出矿口,靠壁残留体就越小甚至没有。因此,当分段高度一定的情况下,对于缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法矿体下盘特殊的矿岩混采方式,在矿体下盘适当增加崩矿步距不但可使废石上部的矿石提前到达出矿口,使矿石充分回收,而且还可减少废石放出量并提高后排孔眉线的强度,减少后排孔眉线受破坏几率,从而提高矿石的回收指标和效果。

根据椭球体放矿理论,崩矿步距La存在一个范围,即0.5 b<La<b(其中b为放出椭球体短半轴)[10]。实际应用中可根据“高分段、小间距空间排列理论确定结构参数的方法[11]”确定理论上最优的崩矿步距。此时,放出体高度为2倍分段高度,放矿椭球体在垂直进路方向与上分段菱形布置的进路左右相切,同时与前排崩落矿石层的厚度形成正面相切,从而形成3点相切。可得崩矿步距的计算公式如下:

式中,La为崩矿步距;Lf为放矿步距;H为分段高度;b为椭球体沿进路方向短半轴;a为椭球体垂直进路方向短半轴;K为整体矿石碎胀系数,1.2~1.5;θ为放出体轴线偏角,2.5°~4°;εb为椭球体沿进路方向短半轴偏心率,0.962(试验测得)。

矿山在下盘残留矿石回采过程中,可先由公式(12)计算出矿山理论上最优的崩矿步距,再结合矿山出矿设备的铲取深度(铲取深度主要影响放矿体高度)及炮孔直径对崩矿步距的影响确定出矿山实际生产中最优崩矿步距,最后根据下盘切岩高度的大小适当加大崩矿步距。

4.3 增大矿体下盘边孔角

众所周知,桃形矿柱的大小主要与进路间距及边孔角的大小相关,而在进路间距一定的情况下,其主要受边孔角的影响。且最新研究表明,边孔角对放矿的影响主要表现在于:边孔角越小,出矿过程中,极限平衡拱产生和崩解的现象出现得越频繁,矿石松动带越粗短,进路上方端壁间的矿石主要呈漏斗状流动;边孔角越大,矿石松动带越细长,进路上方端壁间的矿石呈整体状流态[12]。

因此,在缓倾斜中厚矿体条件下下盘残留矿石的回收过程中,可适当增大矿体下盘边孔角(如将矿山普遍采用的50°边孔角增大至60°~65°),这样不但可以减小矿体下盘废石的崩落量(因为边孔角越大,废石桃形矿柱量就越大),而且还可使下盘崩落的矿岩松动带变得细长,端壁间的矿岩整体流动性好,使得放矿过程中下盘废石上部的矿石提前到达出矿口,在保证矿体下盘废石上部的矿石得到充分回收回收的前提下,减少矿体下盘废石的放出量,从而改善下盘残留矿石的回收效果。

5 应用实例

四川省锦宁矿业有限公司,其前身为四川省泸沽铁矿,该矿始建于1965年,已有40余年的开采历史。其中大顶山矿区是锦宁矿业有限公司主要铁矿石生产基地,年产铁矿石约60万t。大顶山矿区主要开采对象为1#、2#号矿体,矿体倾角一般在10°~50°之间,厚度6~30 m,平均厚度11.4 m,平均品位46%左右,为典型的缓倾斜中厚矿体。然而,由于大顶山矿区长期以来主要采用下盘切岩开采方式回采下盘残留矿石(分段高度10 m,下盘最大切岩高度8~9 m),使得下盘残留矿石回收不充分,下盘残留损失矿量大,矿山的矿石回收效果差,严重制约了矿山的发展及产能的提高。为此,锦宁矿业有限公司与西南科技大学一起就大顶山矿区下盘残留矿石回收方案进行了系统的优化并开展了现场试验研究。

由于矿山在2 580 m水平30#进路因部分靠近下盘的回采巷道冒落而丢失较多矿量,为矿山更好地回收这部分矿量,最终决定将回收下盘残留损失矿量及巷道冒落损失矿量统一考虑,试验地点为2 580 m水平30#~32#进路间桃形矿柱。其具体方案为:自下盘联络巷道向30#~31#进路间柱掘进辅助回采进路(断面尺寸2 m×2 m),在进入矿体后沿走向掘进短巷连通原有30#进路,利用进路原有炮孔或补充部分炮孔回收冒落巷道损失矿量。当巷道损失矿量回收基本结束后,利用浅孔崩落辅助回收进路上部的桃形矿柱,退采回收间柱中的残留损失矿量。同时,在31#~32#进路间柱中掘进另一条辅助回采进路,再次对下盘残留损失矿量进行验证性的回收。

通过试验,2 580 m水平试验采场共采出矿石量5 680 t,折合成成品矿量3 124 t,按成品铁矿石价格700元/t计算,共为矿山创造经济价值218.68万元。其2 580 m水平出矿情况见表5。

表5 大顶山矿区2 580 m水平残矿出矿量统计Table5 The amount ofm ined remnant ore in Dadingshan m ining area 2 580 m levels

6 结论

(1)缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法下盘残留矿石量大且矿石回收条件较差,优化矿体下盘回采工艺以及保证矿体下盘的矿石充分回收是改善缓倾斜中厚矿体无底柱分段崩落法矿山整体矿石回收效果的关键。

(2)目前生产矿山依据“边界品位法”或“边际盈亏平衡法”所确定的下盘退采范围一般来讲是不足的,还可以继续退采至上分段回采进路与矿体下盘边界交界处,以进一步提高缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法矿山矿石整体回收效果。

(3)缓倾斜中厚矿体条件下,约占分段可采矿量10%左右的下盘残留损失矿量不能通过传统下盘切岩开采方式进行有效回收,需要考虑其他方式进行回收。

(4)大顶山矿区利用辅助回采进路回收下盘残留损失矿量及巷道冒落损失矿量的试验,不仅证明了下盘三角矿柱以外还存在相当数量的残留矿量这一重要事实,同时也证明了利用间柱中辅助回采进路回收下盘残留损失矿量在技术上是可行的,经济上是有效的。此外,试验还证明,辅助回采进路还是回收因巷道冒落及悬顶等损失矿量的有效办法,在同类矿山中具有较好的推广价值。

[1] 陶干强,任风玉,刘振东.随机介质放矿理论的改进研究[J].采矿与安全工程学报,2010,27(2):239-243.

Tao Ganqiang,Ren Fengyu,Liu Zhendong.Research on improvement of the stochasticmedium theory for ore drawing[J].Journal of Mining&Safety Engineering,2010,27(2):239-243.

[2] 刘兴国,张国联,柳小波.无底柱分段崩落法矿石损失贫化分析[J].金属矿山,2006(1):53-60.

Liu Xingguo,Zhang Guolian,Liu Xiaobo.Analysisof ore loss and di-lution in pillarless sublevel caving[J].Metal Mine,2006(1):53-60.

[3] 南斗魁.切岩回采下盘三角矿带[J].金属矿山,1992(1):18-20.

Nan Doukui.Cutting stoping of footwall triangular ore zone[J].Metal Mine,1992(1):18-20.

[4] 王湘桂,曾 厷羽,等.下盘切岩工艺在四川泸沽铁矿的应用[J].金属矿山,2003(5):4-6.

Wang Xianggui,Zeng Hong,et al.Application of footwall cutting technology at Lugu Iron Mine,Sichan Province[J].Metal Mine,2003(5):4-6.

[5] 苏积山,吴高升.镜铁山铁矿Ⅵ矿体下盘三角矿带切岩技术研究[J].金属矿山,2000(9):7-9.

Su Jishan,Wu Gaosheng.Technical research of the ore cutting in the delta zone atⅥ ore body's footwall of Jingtieshan Iron Mine[J].Metal Mine,2000(9):7-9.

[6] 匡忠祥.切岩回采程潮铁矿下盘三角矿带的研究[J].中国矿业,1999,8(2):32-34.

Kuang Zhongxiang.Study on cutting stoping of footwall triangular ore zone at Chengchao Iron Mine[J].China Mine Magazine,1999,8 (2):32-34.

[7] 李元辉,孙豁然,刘 炜,等.矿体下盘岩石最佳开掘高度的确定[J].东北大学学报:自然科学版,2004,25(12):1187-1190.

Li Yuanhui,Sun Huoran,Liu Wei,et al.Determination of optimum rock excavation height of orebody footwall during sublevel caving[J].Journal of Northeastern University:Natural Science,2004,25 (12):1187-1190.

[8] 王喜兵.无底柱分段崩落法在邯邢矿山的应用实践[J].金属矿山,1999(6):11-14.

Wang Xibing.The application and practice of non-pillar sublevel cavingmethod in Hanxingmines[J].Metal Mine,1999(6):11-14.

[9] 张志贵.无底柱分段崩落法结构参数对矿石回收指标的影响研究[J].中国矿业,2003,12(11):31-34.

Zhang Zhigui.Research on the influence of structural parameters of sublevel caving on ore drawing results[J].China Mine Magazine,2003,12(11):31-34.

[10] 陈清运,何玉早.中小型矿山无底柱分段崩落法结构参数优化[J].金属矿山,2005(1):23-26.

Chen Qingyun,He Yuzao.Structural parameter optimization in pillarless sublevel caving in small andmedium-sizedmines[J].Metal Mine,2005(1):23-26.

[11] 张国联,邱景平,宋守志.无底柱分段崩落法最佳结构参数的确定方法[J].中国矿业,2003,12(12):49-51.

Zhang Guolian,Qiu Jingping,Song Shouzhi.Themethod to determining optimal structure parameter of non-pillar sublevel caving[J].China Mine Magazine,2003,12(12):49-51.

[12] 王培涛,杨天鸿,柳小波.边孔角对无底柱分段崩落法放矿影响的颗粒流数值模拟研究[J].金属矿山,2010(3):12-16.

Wang Peitao,Yang Tianhong,Liu Xiaobo.Particle flow numeral simulation investigation on influence of lateral opening angle on ore drawing with sublevel pillarless caving[J].Metal Mine,2010(3): 12-16.

猜你喜欢
矿量底柱废石
某矿山无底柱分段崩落法模拟实验的各分段废石混入特征
敦德铁矿无底柱分段崩落法后采空区的治理
双旗山金矿三级矿量平衡的对策和建议
莱比塘铜矿废石分区排放研究
铁选废石人工砂替代天然河砂配制预拌混凝土的研究
DIMINE矿业软件在普朗铜矿生产矿量管理中的应用
凡口矿顶底柱安全回采原因分析及改进措施
废石尾砂二步骤无胶结浇注充填技术实践
缓倾斜矿体露天采场台阶矿量的分配计算
无底柱分段崩落法三级矿量计算方法的探讨